羅新旗

(內(nèi)蒙古同煤鄂爾多斯礦業(yè)投資有限公司,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

色連煤礦井田面積35.74 km2,共有可采煤層9層,主采煤層5層,屬侏羅紀(jì)煤層,以不黏煤為主,長焰煤次之。礦井核準(zhǔn)生產(chǎn)能力500萬t/a,服務(wù)年限55.2 a。開拓方式為斜井、立井混合開拓,采用中央并列式通風(fēng)系統(tǒng),機(jī)械抽出式通風(fēng)方法。礦井瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井,煤層自燃傾向性屬I級容易自燃煤層,水文地質(zhì)條件為中等。

礦井目前主采2-2上煤層,所采工作面煤層普氏系數(shù)為3～4,屬于軟煤層。頂?shù)装鍘r性均為砂質(zhì)泥巖或泥巖類軟弱巖層,抗壓強(qiáng)度為20 MPa,普氏系數(shù)一般為2～3,抗壓強(qiáng)度很低,平均在30 MPa以下,抗剪與抗拉強(qiáng)度則更低,砂質(zhì)泥巖類吸水狀態(tài)抗壓強(qiáng)度明顯降低,飽和吸水狀態(tài)抗壓強(qiáng)度為0 MPa,多數(shù)巖石遇水軟化后變形,甚至崩解破壞,屬于典型的三軟煤層。因此探索安全高效快速的工作面停采回撤技術(shù),對礦井具有重要的現(xiàn)實意義[1]。

1 綜采工作面預(yù)掘單通道停采回撤技術(shù)分析

經(jīng)過到周邊礦井(淄礦集團(tuán)雙欣煤礦、蒙泰集團(tuán)范家村煤礦、伊泰塔拉壕煤礦及淮南礦業(yè)泊江海煤礦等)進(jìn)行調(diào)研,并結(jié)合礦井特殊的軟巖地質(zhì)條件發(fā)現(xiàn),在回采2-2上8100、8101、8102、8103等工作面時,采用的是預(yù)掘單通道停采回撤技術(shù)(如圖1所示)。該技術(shù)是在綜采工作面停采線處提前掘進(jìn)一條垂直于上下兩巷道的回撤通道,在停采前將垛架平行于工作面方向穩(wěn)設(shè)其中,形成大采高綜采工作面機(jī)電裝備單通道回撤系統(tǒng)[2]，如圖2所示。

圖1 預(yù)掘單通道停采技術(shù)方案示意圖

圖2 預(yù)掘單通道液壓支架回撤示意圖

該技術(shù)在礦井經(jīng)過多年實踐,存在以下7個方面的問題:

1)巷道工程量大,斷面大(5.4 m×3.8 m)，需新掘一條回撤通道,并且回撤通道頂、幫支護(hù)強(qiáng)度要求較高,工程費(fèi)用大;停采時需提前穩(wěn)設(shè)垛架于回撤通道中,支架租賃費(fèi)用較高。

2)工作面末采與預(yù)掘的回撤通道貫通時易和周期來壓疊加,礦壓控制缺乏有效手段。

3)末采時工作面與回撤通道貫通質(zhì)量掌控難度大,容易形成“臺階”,造成工作面回撤困難,資源回收率降低,管理不善易造成采空區(qū)自燃或著火。

4)回撤周期長,平均在28 d左右,回撤過程中工序復(fù)雜,信號傳輸存在障礙,安全性低。

上述問題由于技術(shù)本身的原因無法克服,故本文探索綜采工作面自開通道停采回撤技術(shù)。

2 綜采工作面自開通道停采回撤關(guān)鍵技術(shù)

2-2上8111工作面傾向長227.5 m,走向1 550 m,煤層厚度2.6 m,傾角0°～3°;工作面采用大采高一次采全高綜采技術(shù),支架型號ZY12000/16/32D,走向長壁采煤法,使用雙滾筒采煤機(jī)割煤,沿底板后退式回采,循環(huán)進(jìn)尺0.8 m,用自然垮落法管理采空區(qū)頂板。在回采范圍內(nèi)沒有較大的地質(zhì)構(gòu)造,對回采影響較小。本次探索采用自開通道的方式進(jìn)行工作面的停采回撤。

2.1 合理選擇停采線位置

停采線位置影響因素根據(jù)現(xiàn)場煤層賦存情況,需考慮2111巷以下3點(diǎn):

1)2111巷1 585 m處為回風(fēng)繞道口,必須至少留設(shè)30 m安全距離。

2)2111巷1 530～1 570 m范圍為高頂區(qū),巷道最高可達(dá)5 m,此段必須避開。

3)2111巷1 520～1 620 m為俯采段,為控制采空區(qū)涌水對回撤底板的影響，必須在仰采段自開回撤通道。

因此停采線位置應(yīng)布置于地質(zhì)條件穩(wěn)定地段,同時盡可能多地提高回采量。

綜合考慮以上因素,確定1 520 m處為8111工作面停采位置,1 520.0～1 523.2 m范圍為回撤通道位置。根據(jù)8111綜采工作面地質(zhì)狀況及礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)分析,工作面周期壓力步距10～12 m,為減小采動壓力,在距停采線5～6 m處采取停采等壓措施控制來壓位置,確保掛網(wǎng)及自開回撤通道階段頂板壓力緩和顯現(xiàn)。

2.2 停采關(guān)鍵工藝

2.2.1末采掛網(wǎng)

網(wǎng)片選用礦用高強(qiáng)度聚酯纖維增強(qiáng)柔性塑料網(wǎng)237 m×12.5 m,規(guī)格為700 kN×900 kN與400 kN×450 kN混編。其中強(qiáng)度700 kN×900 kN的塑料網(wǎng)長度10.5 m,強(qiáng)度400 kN×450 kN的塑料網(wǎng)長度2 m,選Φ18.5 mm鋼絲繩,鋼絲繩間距為0.9 m。

1)柔性網(wǎng)長度的確定。

bW=b1+l1+l2+h+l=12.5 m

(1)

式中:bW為網(wǎng)片沿工作面推進(jìn)方向的鋪設(shè)寬度,m;b1為回撤機(jī)道頂板網(wǎng)片搭接寬度,取1.5 m;l1為液壓支架頂梁長度,取5 m;l2為液壓支架掩護(hù)梁長度,取2.5 m;h為液壓支架掩護(hù)梁尾至底板高度,取1.5 m;l為采空區(qū)側(cè)矸石埋壓網(wǎng)片長度,取2 m。

2)掛網(wǎng)位置的確定。在工作面距停采線11.5 m處進(jìn)行掛網(wǎng),留設(shè)1 m的柔性網(wǎng)富余長度。

2.2.2自開通道斷面設(shè)計

根據(jù)工作面中部液壓支架ZY12000/16/32D頂梁長4 770 mm,掩護(hù)梁長2 276 mm,底座長3 451 mm,及調(diào)轉(zhuǎn)容許最大距離,確定自開通道寬3.2 m。

根據(jù)支架及煤層厚度確定回撤通道采高,液壓支架采高范圍為1.6～3.2 m,同時根據(jù)《煤礦安全生產(chǎn)標(biāo)準(zhǔn)化》要求,液壓支架活柱行程不小于200 mm,則確定最大采高為3 m,工作面從掛網(wǎng)位置開始綜采工作面采高保持在3 m。因此,確定自開通道斷面為3.2 m×3 m。

2.2.3自開通道支護(hù)設(shè)計及施工工藝

1)頂板支護(hù)設(shè)計?；爻吠ǖ理敯骞泊蛟O(shè)4排支護(hù),間排距1 m×0.8 m,即每刀煤打設(shè)一排支護(hù),待回撤通道施工完畢后垂直于回撤通道打設(shè)加強(qiáng)支護(hù),支護(hù)方式為鋼梁+錨索,加強(qiáng)支護(hù)排距2 m。

回撤通道頂板總體采用錨索+錨桿+工字鋼梁+柔性網(wǎng)+鋼帶的聯(lián)合支護(hù)方式,錨索呈五花布置。錨索規(guī)格Φ21.8 mm×8 300 mm,錨桿規(guī)格Φ20 mm×2 400 mm,鋼帶規(guī)格5 300 mm×280 mm×16 mm六眼鋼帶,礦用工字鋼梁型號為11#,如圖3所示。

圖3 自開通道頂部支護(hù)平面圖

2)幫支護(hù)設(shè)計。回撤通道側(cè)幫煤壁采用金屬網(wǎng)+W鋼帶+螺紋鋼錨桿Φ20 mm×2 400 mm+錨索21.8 mm×4 500 mm的方式平行工作面,間排距900 mm×2 000 mm,如圖4所示。

圖4 自開通道支護(hù)設(shè)計剖面圖

每根錨桿使用1根MSCK2335錨固劑,1根MSK2360錨固劑,使用順序先快后慢,錨桿錨固力必須達(dá)到105 kN以上,預(yù)緊力矩達(dá)到200 N·m以上；每根錨索使用2根MSK2360錨固劑,1根MSCK2335錨固劑,使用順序先快后慢,錨固力必須達(dá)到470 kN以上,預(yù)緊力達(dá)到290 kN以上。

3)施工工藝

分離:針對礦井三軟地質(zhì)條件,從開始掛網(wǎng)位置留設(shè)300 mm頂煤進(jìn)行回采,直至距停采線3.2 m處時,液壓支架停止前移,并和刮板輸送機(jī)推拉頭分離,開始自開回撤通道。采煤機(jī)每刀800 mm,共計割4刀,以后每割煤1刀,用單體支柱推刮板運(yùn)輸機(jī)1次。單體推移刮板輸送機(jī)時,5根單體遠(yuǎn)程控制,同時推移。

支護(hù):支護(hù)從刮板機(jī)頭向機(jī)尾方向支護(hù)。準(zhǔn)備割第1刀時,機(jī)頭向機(jī)尾工作面方向30 m收回伸縮梁,在機(jī)頭位置及中部30 m處開始支護(hù)，分兩撥作業(yè)人員,支護(hù)區(qū)域配備3～4臺錨桿機(jī)作業(yè)。為了保證安全,各類機(jī)電設(shè)備必須閉鎖,并在支架前支設(shè)2根單體柱進(jìn)行臨時支護(hù),支護(hù)完畢后,打開伸縮梁,采煤機(jī)開始循環(huán)向機(jī)尾工作,直至第1刀施工結(jié)束。剩余的3刀以此類推,作業(yè)方式不變,支護(hù)采用錨網(wǎng)索+鋼帶+工字鋼梁的聯(lián)合支護(hù)方式,直至回撤通道形成。

回撤:采用機(jī)尾單通道回撤方式。用絞車?yán)?、配合支架自?撤出1#和8#支架,調(diào)整支架至主掩護(hù)位置,在支架原位置打連鎖木垛，再撤出5#支架,調(diào)整支架至副掩護(hù)位置,升起支架達(dá)到初撐力。主掩護(hù)支架距副幫400 mm,各掩護(hù)架之間距離為200 mm,至此工作面液壓支架回撤開口及調(diào)掩護(hù)支架完成。然后依次回撤其余支架,并在原位的鋼絲繩下支設(shè)木支柱和木垛維護(hù),保證支架安全回撤。

2.3 施工質(zhì)量檢測及礦壓監(jiān)測

自開回撤通道期間,每班配1名質(zhì)檢員對回撤通道的支護(hù)質(zhì)量進(jìn)行檢測,并對液壓支架工作阻力進(jìn)行監(jiān)測,每天由綜采隊技術(shù)員對支架工作阻力進(jìn)行觀測記錄,每部支架必須有一張專用工作阻力及立柱形成監(jiān)測表,貼于支架立柱上。通過監(jiān)測數(shù)據(jù)可知:自開通道頂板總下沉量為200～400 mm,在距停采線7～6 m回撤通道頂板單日下沉量最大,達(dá)6.2 cm/d,支架立柱安全閥大面積開啟。在距停采線2.5～1.5 m后頂板下沉量趨于穩(wěn)定,日下沉量0.5 cm/d,呈線性規(guī)律變化[3],和預(yù)掘通道停采方案相比,頂板下沉量有所減緩。自開通道和預(yù)掘通道頂板下沉量對比如圖5所示。

(a)預(yù)掘通道日下沉量

3 主要經(jīng)濟(jì)效益分析

從8111綜采工作面末采到回撤完畢工期總體為20 d,其中末采階段2 d,自開通道7 d,綜采設(shè)備回撤11 d,比預(yù)掘通道節(jié)省8 d。在工程工期上應(yīng)是預(yù)掘回撤通道占優(yōu)勢,本次自開通道回撤工期短的主要原因為現(xiàn)場水患較小,省去了硬化底板的工序[4]。在安全管理方面,自開通道工序簡單,管理人員工作安排簡明有序,確保了安全與質(zhì)量,提高了設(shè)備回撤運(yùn)輸速度,避免出現(xiàn)窩工現(xiàn)象。

總體來說,在經(jīng)濟(jì)成本上自開通道回撤比預(yù)掘回撤通道節(jié)省約46萬元,具體經(jīng)濟(jì)成本對比見表1和表2。

4 結(jié)論

本礦首次采用自開通道工藝進(jìn)行回撤,回撤周期20 d,帶來經(jīng)濟(jì)效益約46萬元。該工藝能夠大幅減少綜采回采準(zhǔn)備巷道的工程量,節(jié)約大量生產(chǎn)成本,有效解決綜采工作面回撤時通風(fēng)不暢的問題,是目前發(fā)展的主要趨勢之一[5]。該工藝經(jīng)過不斷完善和改進(jìn),具備良好的使用前景。

1)自開回撤通道全部使用聚酯纖維柔性網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),有效支護(hù)回撤通道頂板及幫部。優(yōu)勢主要有:能減少鏈網(wǎng)、運(yùn)網(wǎng)工序,總體易于操作;使用柔性網(wǎng)的支護(hù)強(qiáng)度要大于使用金屬菱形網(wǎng)的支護(hù)強(qiáng)度。

2)為滿足高效通風(fēng),可在回撤通道非回采幫打設(shè)連體木垛,每3 m打一組。

3)針對礦井底板遇水泥化的問題,一般預(yù)掘回撤通道回撤前需進(jìn)行底板硬化,而自開回撤通道可在較大范圍內(nèi)選擇停采位置,控制頂板淋水及采空區(qū)涌水,省去回撤通道底板硬化工序。

4)現(xiàn)場觀測使用Φ21.8 mm×8 300 mm錨索的支護(hù)強(qiáng)度較大,下一步經(jīng)計算論證后,考慮是否可優(yōu)化為Φ17.8 mm×7 200 mm的錨索,進(jìn)一步節(jié)約成本。

5)必須高度重視頂板淋水、采空區(qū)涌水及回撤期間的支架回液管理,水的管理程度的好壞將直接決定后期回撤工程進(jìn)度的快慢。